1、13100采煤工作面作业规程拜城音西煤业有限公司音西煤矿采煤作业规程采面名称：13100采煤工作面编 制 人：王 磊施工单位：采煤队施工队长：总工程师：矿 长：编制日期：2010年8月3日 目 录第一章 概 况 4第一节 工作面位置及井上下关系 4第二节 煤 层 4第三节 煤层顶底板 5第四节 地质构造 5第五节 水文地质 6第六节 瓦 斯 6第七节 储量及服务年限 6第二章 采煤方法 7第一节 巷道布置 7第二节 采煤工艺 8第三节 设备配置 14第三章 顶 板 管 理 15第一节 支 护 设 计 15第二节 工作面顶板管理 18第三节 上下顺槽及端头顶板管理 22第四节 矿 压 观 测 2
2、4第四章 生 产 系 统 25第一节 运输 25第二节 “一通三防”与安全监控 25第三节 排 水 29第四节 供 电 29第五节 通 讯 照 明 29第六节 压风系统 29第五章 劳动组织和主要经济技术措施 30第一节 劳动组织 30第二节 循环作业 31第三节 主要经济技术指标 32第六章 煤 质 管 理 33第七章 安全技术措施 35第一节 一般规定 35第二节 顶 板 35第三节 爆 破 41第四节 “一通三防”措施及安全监控 45第五节 运 输 47第六节 机 电 51第七节 其 他 57第八章 灾害预防及避灾路线 63第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、井下相对位置及影
3、响13100工作面为该矿+2295水平上部第三个开采的采煤工作面，标高+2645+2700，其上部为实体煤，下部20m为回采结束的13101工作面，南侧为未采动的实体煤，北部为上山采区的机道上山和轨道上山，施工中主要受静压力影响，由于该面埋藏较浅，预计矿压显现不会明显。二、地面相对位置及影响该工作面相对的地面为荒山，无农田，无水利设施或重要建筑，地面标高在+28302884之间，工作面最高标高为2701m，故回采期间，漏风率较小，但必须加强地面观测，加强矿井通风风量测算，如发现漏风量较大，则必须采取措施进行处理，另外必须加强一氧化碳监测监控，发现工作面回风流中一氧化碳浓度超标，必须查明原因进行
4、处理。三、四邻采掘情况及影响由于该回采面为13101采面的接替面，所以该工作面四周无采掘活动，但13101采面结束时，停采线附近，顶板活动会影响到13100下顺槽开口0-50m范围，但不影响13100采煤工作面，故13100采面在回采过程中，不受采动影响，主要受矿山静压力影响。第二节 煤 层一、煤层厚度该工作面开采煤层为13号煤层，位于下侏罗统下段的顶部，根据上下顺槽和开切眼掘进探煤情况，煤层倾角2023，煤厚8.2m8.8m，平均煤厚8.6m。二、煤层产状煤层走向157171之间，倾向6781，倾角2228之间，平均倾角24。三 、煤层结构该煤层为稳定煤层，是本区最厚的煤层，沿走向及倾向均有
5、一定变化，但变化不大，煤层从北向南，厚度逐渐变薄后趋稳定，结构趋于简单，基本为单一厚煤层，煤层上部和下部均有0.30.5m厚的夹矸，夹矸成份为灰黑色炭质砂岩，煤硬度为1.52.0，回采时煤壁不易片帮。四、煤质13号煤层呈黑色，沥青光泽，硬度较大韧性较强，以平坦状断口为主，多呈块状结构，煤岩组份以暗煤为主，丝炭和暗亮煤次之，镜煤少量，为半亮型煤，密度为1.4t/m；该煤层具弱粘结性，为良好的配焦用煤。第三节 煤层顶底板13号煤层位于下侏罗统下段顶部，无直接顶与伪顶，顶板主要为灰白色砂砾岩粗砂岩。成份以石英质矿物为主，硅质胶结或钙泥质胶结，坚硬致密，遇水不膨胀，为弱含水层，其完整性为岩体中等完整，
6、厚9.0m。底板主要以深灰色粉砂岩，灰色细砂岩为主，泥质胶结，胶结良好，稳定性较好，不含水，为隔水层，稍具韧性，厚16.25m。第四节 地质构造一、断层根据上下顺槽和开切眼掘进探明情况，工作面内无断层但是根据实际揭露有一处地质变化和三条上山老巷对回采有一定影响：13100下顺距切眼151.4m处揭露一处岩石鼓包，长度3m，高度2.1m，倾角16，倾向约130；13100上顺距切眼128.9m处揭露一处岩石鼓包，长度3.5m，高度1.1m，倾角16，倾向约130；综上所揭露预计该岩石鼓包是贯穿整个工作面的。二、褶曲13100工作面地质构造为单斜构造，地层走向157171之间，倾向6781，倾角2
7、228之间，平均倾角24，无较大褶曲，对生产没有较大影响。地质柱状图见附图1-1。第五节 水文地质该采面附近掘进探明情况如下：1、13100上、下顺槽掘进过程中，没遇到含水地段，下顺槽局部有少量的顶板淋水，涌水量约为0.2m3/h，对工作面不会造成影响。2、矿井水主要靠地表水为直接补给源。同时以层流或迳流的形式接受大气降水的补给。工作面上部为山坡覆盖，属弱含水地层；底板均在地表水侵蚀基准面以上，新疆大气降水量较少，补充水源不充分，故工作面涌水量不大，预计涌水量在1.98m3/h以下。工作面为我矿最上部工作面，其上部没有老巷及采空区，没有老空积水威胁，下部为13101采空区，但由于13101工作
8、面回采期间，几乎没有涌水，13100采面在回采期间放顶煤贯通13101采空区的机会极少，故不受13101采空区积水的影响。在下顺槽130m处有一个钻孔，上部已经封堵，可能存有积水，但积水不超过2m3，因此对生产威胁不大，但掘进到此处时必须制定探放水措施，进行探放水。第六节 瓦 斯根据瓦斯等级鉴定结果，矿井最大瓦斯相对涌出量为1.35m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.86m3/min，矿井二氧化碳最大相对涌出量为1.63m3/t，绝对涌出量为1.01m3/min，属于低瓦斯矿井。该工作面煤尘无爆炸危险性，煤层不易自燃，最短发火期为68天。该工作面地温为1520C，属正常低温。第七节 储量及服务年限
9、该采面上顺槽长443m，下顺槽长483m，可采走向长度463m，平均采长94m，平均煤厚8.6m，煤层密度为1.4t/m3，回采率按75%计算，可采储量39.3万吨。服务年限=可采储量/设计月产量=39.3/2.5/0.75=22.5个月第二章 采煤方法矿井现采用走向长壁型梁单体液压支柱支护爆破落煤放顶煤（一次采全高）采煤法，工作面设备配备齐全，安全条件较好，回采率高。煤矿已掌握了该采煤法的生产作业技术，应用效果较好。根据该矿井煤层的赋存条件和开采技术条件，经比较分析，设计认为煤矿现采用的采煤方法是适于该矿井煤层的开采，设计推荐采用走向长壁型梁单体液压支柱支护爆破落煤放顶煤（一次采全高）采煤法
10、。全部垮落法管理顶板。第一节 巷道布置该工作面位于+2295水平上部采区西翼，东邻正在回采的13101采面，南部、西部邻IV13煤层露头，北临总回风上山。13100下顺槽与13101上顺槽之间煤柱为20m。该工作面工程总量为1170.5m，其中：下顺槽为483m，上顺槽443 m，切眼57 m，斜轨巷131m，回风道56.5m，工作面走向长度平均为463m，采高2.2m，平均采长94m，回采率按75%计算，可采储量39.3万吨。工作面上、下顺槽及切眼沿煤层底板掘进，采用锚网加锚杆支护。上顺槽断面净宽2.8m，净高2.4m，直墙半圆拱断面，净断面5.87m2，主要用于回风、行人；下顺槽断面净宽3
11、.6m，净高2.4m，直墙半圆拱断面，净断面7.24m；主要用于运煤、运料、进风、排水和行人，巷道铺设SGW-40刮板输送机和SSJ-650胶带输送机运煤，安装2部JD-25对拉绞车进行运料。切眼采用2.62.2m矩形断面，净断面5.2m，用于采面安装；斜轨巷断面净宽2.4m，净高2.2m，直墙半圆拱断面，净断面4.66m；主要用于上顺槽施工期间的运输及采面回采期间的回风，安装JD-25绞车及SGW-40刮板输送机或搪瓷溜槽；回风道断面净宽2.4m，净高2.2m，直墙半圆拱断面，净断面4.66m2，回风道用于采掘期间的回风。下顺槽从回风上山16#测点向上20m开口，以方位1782930施工，直
12、至切眼。上顺槽从13100斜轨巷末端开口，以方位1782930施工110m，再以方位1521300施工120m，然后以方位1664800施工232.6m至切眼位置。切眼从下顺槽末端开口，以方位883000施工，直至上顺槽位置。施工平面图见附图2-1第二节 采煤工艺一、采煤工艺（一）采煤方法该工作面落煤方法采用走向长壁型梁单体液压支柱炮采放顶煤采煤方法，全部跨落法管理顶板；工作面采高2.22.4m，放顶煤高度6.46.2m，一次采全高，采放比为1：2.9；工作面采用“一推一放”的循环方式，循环进度为1.0-1.2m，特殊情况下，如果推进步距小于0.8m时，可采用“两推一放”的循环方式，循环进度不
13、应超过1.4m。“三八”制作业，每天一个正规循环。（二）采煤工艺1、回采工艺流程：开帮临时支护出帮煤移架放顶煤推溜采空区处理超前支护2、移架班工艺流程：交接班安全检查打帮眼爆破接网移架超前支护安全检查文明生产3、放顶煤班工艺流程交接班安全检查打顶眼爆破支柱补液放顶煤支柱补液安全检查文明生产2、工艺说明（1）爆破开帮人工采用风煤钻打眼，工作面配2台DY-28型风煤钻，配合43对接麻花钎子，分别从上、下端头开始同时作业。打眼前必须先检查风钻及其连接装置的完好情况，不完好的设备不得使用，帮眼双排布置，眼孔间排距0.80.8m，底部炮眼距离底板0.4m，上部眼距离底板1.2m，爆破后，顶、底、帮用手镐
14、刷平，刷直，打眼深度1.1m，垂直于工作面走向，装药量顶部炮眼不超过1卷，底部炮眼不超过1.5卷，炮泥长度不小于0.5m，紧靠炸药使用一卷水炮泥，炸药采用矿用硝铵炸药，安全等级不低于二级，雷管使用矿用毫秒延期电雷管，采用反向装药结构，放炮器型号：MFB-100型发爆器。每次起爆个数不得大于8个，工作面平均长度为94 m，炸药使用量总共为35.5Kg。爆破时从上向下或从下向上顺序爆破，爆破后煤壁基本平直，爆破后及时临时支护，严禁工作面采用两台发爆器或在不同位置起爆，严禁在爆破境界区域内与出煤或其他作业平行作业，爆破后检查工作面支护情况，发现支柱卸压等支护隐患时必须先处理，否则，严禁继续爆破。爆破
15、流程：钻眼前准备洒水降尘钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘帮部爆破图表见附图2-2。预期爆破效果见下表。预 期 爆 破 效 果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%90每吨炸药消耗量kg/t0.126每步推进距离m1每步炮眼总长度m260每步炸药消耗量kg35.5每步雷管用量个236每吨雷管消耗量个/t0.84（2）支护每次爆破后，先进行临时支护，将新网与支架上方的网片进行连接，连接间距不超过200mm，在爆破境界区域外位置，适当出煤后，进行移架支护顶板。移架前，必须清理干净刮板机老塘侧浮煤，提高煤炭回收率。移架采用分段顺序移架的方式，工作面每6-8架为一组，在
16、每一组内，爆破后先将上梁前后单体液压支柱卸压，然后中间支柱的辅助支撑下，将上梁移至煤壁前方，再降支柱升起，达到初撑力，保证两梁五柱支护顶板，然后清理架下和老唐侧浮，浮煤基本清净后将上梁前柱打上；煤顺序移架，移架时，先移主梁，再移副梁，操作控制阀门，将主梁前后单体液压支柱泄压，然后在中间支柱的辅助支撑下，将主梁伸至煤壁前方，再将支柱升起，达到初撑力，同样的方法，移副梁。在升降支柱的时候，必须至少有两个人操作，一个人扶柱，使支柱达到设计迎山角或控制支柱的来回摆动，一个人操作控制阀，移架期间人员必须站在支架的上方，并时刻注意顶板的变化，发现问题，立即停止作业，并发出警号。卸载支柱的时候，必须控制卸液
17、阀门的方向，不得向阀门方向对准人员或电器设备等，每移一副架，必须检查支柱的初撑力，支柱迎山、支架间排距，支架接顶情况，不合格的支架必须调整合格，否则不得继续移架。每组严禁同时移2副以上支架的主梁或副梁。调整支架采用液压支柱顶拉的方法，支柱调整的方法采用卸压重新打注的方法。调整支架、支柱时，必须逐架逐根进行，并有人专人观山，调整前，必须先检查支柱的保险绳及支架间的连接装置的完好情况，防止倒架或倒柱。调架时，调架支柱的支点必须稳固，并不得强拉强顶，发现顶板问题，必须停止调架，采取措施进行处理。工作面支架选用型梁配单体液压支柱支护（支护设计见后章），支柱直径为125mm，每对架6根支柱，支柱排距为1
18、.0m，支柱的初撑力不小于90KN（11.5Mpa），每次推进步距为1.0-1.2m，每对支架的额定工作阻力1800KN；端头采用3.4m型梁对梁配合单体液压支柱支护，“四对八梁”，超前支护采用长度为1m的铰接顶梁配合单体液压支柱支护，每根铰接顶梁使用一根单体液压支柱，超前支柱的初撑力不小于60KN（7.6Mpa），两巷超前长度不小于20m，双排支柱不小于10m（靠采面段）。端头放顶与工作面推进步距一致，严禁脱节，特殊情况下，端头放顶滞后工作面不得大于0.8m。如煤层破碎，必须先开梁窝，穿梁，再进行开帮移架。另外为保证端头出口的安全，当采区初次来压前，严禁端头放顶。若压力过大，两端头可采用打木
19、垛的方法加强支护，同时整个工作必须控制放煤量。老顶来压时，沿切顶线布置从柱支护，支柱间距不大于0.4m，顶板破碎时必须加型梁与水平楔。（3）、运输工作面铺设一部铺设SGB620/55刮板输送机，下顺槽铺设一部SGB620/40T刮板输送机和SSJ-650胶带输送机，放炮后，利用煤炭自重及人工装煤至工作面刮板输送机上，由工作面刮板输送机搭下顺槽刮板输送机再搭下顺槽胶带输送机向机道上山内的刮板输送机上运煤，再由机道上山两部刮板输送机搭接强力皮带运至井底煤仓，由煤仓向主平硐胶带输送机上给煤，并拉出井外至地面煤场。工作面与运输顺槽的运输设备的启动顺序为由外向里，不得无序开启运输机，以防压死输送机，出煤
20、前，输送机上不得积有大量的煤，在启动输送机2次以上不能运转时，必须先卸下输送机上的煤，然后再行启动。启动输送机前，必须先听清信号，并发出警号，点动一次开机。输送机与输送机必须搭接合理，不拉回头煤，上方有喷雾。刮板机头尾必须有压柱，刮板与螺丝齐全，链条松紧适宜，不飘链，不拉斜。胶带输送机机头必须配置沙箱、灭火器，必须有烟雾保护、堆煤保护、防跑偏装置、防滑保护、自动洒水装置及温度保护，胶带输送机架杆与托辊齐全，托辊转动灵活。材料运输由地面经主平硐（电瓶车）至一段轨道上山（绞车）至中部车场（人工推运）至二段轨道上山（绞车）至上部车场（人工）至13100下顺车场顺槽（人工推车或对拉绞车）至13100下
21、顺槽（人工推车或对拉绞车），下顺槽绞车型号为JH-14对拉绞车，容绳量为350m，共安设2台绞车。矿车型号为1吨侧翻式矿车，每次拉车次数为一辆。绞车必须由可靠的砼基础，必须由四根压柱，打实打牢。绞车必须有护身板，声光信号，信号必须灵敏可靠，运输前，亮红灯，行车不行人。钢丝绳采用12.5mm的钢丝绳，必须符合煤矿安全规程完好标准。钢丝绳缠绕圈数不少于3圈，不大于3层。矿车使用专用插销及撑杆，不开焊、不变形，车轮转动灵活。所有机械设备必须配件齐全，开关、电缆及接头严禁失爆。绞车运输必须由专职绞车工及信号把钩工，并持证上岗。（4）、放顶煤放煤方式采用人工剪网放顶煤，工作面老塘侧放煤口距离23m，剪网
22、大小不超过500mm，放煤顺序为多轮间隔，第一轮放煤，每隔一个放煤口开始顺序放煤，放煤量为该放煤口的1/22/3，约为8-9吨左右，第二轮放煤在未放煤口进行顺序放煤，见矸封门，第三轮将第一轮未放煤量放出。大块煤块堵住放煤口时，采用大锤或尖钎捣锤的方式，将其破碎后放出，顶煤较硬时，辅以超前预裂爆破松动顶煤，放完顶煤后，将放煤口用14#铁丝锁起，连网间距不超过200mm，以免矸石窜入工作面。初次来压前，顶煤不得放空，放煤量为40%60%，逐渐加大，初次来压后，正常放煤，距离停采线5m时，严禁放煤，保证支架的顺利回收。（5）、移刮板输送机放煤后，从机头开始用单体支柱顶移刮板输送机，顶移刮板输送机时，
23、机尾必须固定牢固，打上可靠的压机柱，并在机头辅以液压支柱顶推，以防刮板机下滑。移溜时，先将工作面中间支柱升起，并靠中间支柱一侧拉细钢丝线或呢绒线，严格依线推溜，推溜前，所有老塘侧支柱必须重新补液达到初撑力要求，以防支柱顶倒支架，并且工作面的浮煤必须清理干净，以减少推移阻力，底煤超过规定的，必须降低底煤厚度，然后才能推溜。推溜时，严禁多点进行，或从上部、下部同时进行。移溜后，必须将支架中间液压支柱打齐打牢，达到规程规定。（6）、端头支架架设工作面上下端头采用型梁配合单体支柱支护，两巷超前采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护，工作面移架后，及时移设端头支架与超前支护。移架时，人手必须充足，不少于4个人
24、，稳拿稳放。移到位置后，打紧刹牢。移架时，逐架依次移架，严禁同时移两根以上梁或支架。二、工作面超前预裂爆破工作面部分煤质较硬，顶煤难以放出，顶板垮落不充分，需要进行超前预裂爆破，软化煤层与顶板，提高工作面回采率，避免顶板事故。1、煤体预爆孔的布置方式及主要技术参数（1）采用SKZ120A深孔钻机配合接钻杆打眼，钻孔直径为75mm。钻机使用风压0.6-0.7Mpa，一次推进1m。（2）爆破参数预爆孔从初次来压后开始布置打眼，位置为上、下顺槽内距离工作面20-30m。预爆孔采用长短孔间隔布置，由于该工作面长度变化较大（38151.4m），故孔的角度与孔深参数随工作面长度变化，初次放顶后，工作面长度
25、（57m）超前预裂爆破短孔与煤层夹角24度，长度16m，长孔长度32m，与煤层夹角13度，工作面推进至最长段（131m），短孔长度17m，与煤层夹角23.7度，次长孔长度34m，与煤层夹角12.4度，长孔长度50m，与煤层夹角8.3度，工作面推进过程中，每月由区队及技术科现场量出工作面长度，并确定预爆孔参数，预爆孔必须打入煤层顶板不少于1m，相邻长孔与短孔终孔距，相邻上下顺槽长孔的终孔距均控制在15-20m，由此推算长短孔的级次、长度及角度，长短孔的级次分为2个等级时，每孔间距4m，当级次分为3个等级时，每孔间距为3m。打眼时必须在巷道顶板与巷帮的交线处打眼，严禁在巷道顶板或巷帮上打眼。各孔装
26、药量为8Kg，装药长度为3.5m，使用矿用硝铵炸药，每卷重0.15Kg，长度为0.2m，三卷为一节，用炮线捆绑牢固，各节末端严格对齐，缓慢推入孔内，压实，爆破采用正向装药结构，每孔用两个引药，布置炸药的中部及末端，孔内引药采用并联结构，封泥长度不小于1.5m，靠炸药使用3卷水炮泥，再用粘土炮泥封实。每次放炮个数为4个。为保证工作面上隅角处顶煤的正常放出，避免悬顶显现，上顺槽预裂爆破处应增加一个预爆孔，该孔与垂直方向向上偏30度，长度12m，孔间距为8m。（3）每次放炮时，必须由安检科跟班人员、区队跟班干部、专职瓦检员现场盯班，执行爆破安全措施。超前预裂爆破图表见附图2-3三、工作面正规循环生产
27、能力W=LShrc=941.08.61.40.75=848.8t式中 W工作面的正规循环生产能力，tL工作面平均长度，m，取平均数94m；S工作面循环进尺，m，取1.0m；h工作面设计采高，m，取8.6m；r煤的视密度，t/m3， 取1.4 t/m3；c工作面采出率，%， 取75%。第三节 设备配置工作面配置SGB620/55刮板输送机向外运煤，工作面支架型号工作面使用型梁配单体液压支柱（型梁长度2.4m，单体支柱2.5m），间距1.0m，上、下端头采用DW-25/125单体液压支柱配合型梁支护，四对八梁，一梁三柱，长度3.4m；超前支护采用HDJA1200金属铰接顶梁配合DZ-2.8/125
28、单体液压支柱支护，长度不小于20m，均为双排支柱。下顺槽巷铺设SGB620/40T刮板输送机和SSJ-650胶带输送机运煤，运输能力为280t/小时。安装2部JH-14对拉绞车进行运料，距离工作面不大于100m处，安装液压泵站，液压泵型号BRW80/31.5，共两台，其中一台备用，泵箱型号XRXTA，注液枪型号DZQ1。在回风井处有一蓄水池，但靠流水自重压力很难满足工作面供水需求，需要在此处安设一台加压泵，并配置2寸铁管供工作面生产与防尘用水，加压泵型号为XPZ-250/6.3。第三章 顶 板 管 理第一节 支 护 设 计一、工作面支护设备型号由于本工作面为13101采煤工作面的接替面，两个工
29、作面为同煤层相邻工作面，结合13101工作面生产经验和操作经验决定工作面支护采用型梁配单体液压支柱支护形式。利用经验计算及实测数据确定工作面支柱的支护密度及棚距。二、工作面支护强度计算1、根据经验公式来确定工作面支护强度。P=9.81HRK1=9.812.22.58=431KPa式中：P 顶板压力，KPa。 H 采高，取2.2m。 R 顶板岩石平均容重，取2.5t/m3。 K1工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般取48，现取8。2、根据相邻工作面13101采面矿压资料，选择工作面的矿压参数矿压参数表序号项目单位13101采面实测本面选取1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m99直接底
30、厚度m16.2162直接顶初次垮落步距m22213初次来压来压步距m1817最大平均支护强度KN/m2350400最大顶板移近量mm250250来压显现程度m中等中等4周期来压来压步距m21-2421-24最大平均支护强度KN/m2400450最大顶板移近量mm200200来压显现程度m中等中等5平时最大平均支护强度KN/m2300350最大顶板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m2102107底板容许比压Mpa32308直接顶类型类9基本顶类型级2210巷道超前影响范围m15-1815-20选用前两种经验值，取其最大值，即：450KPa3、支柱的实际支撑能力Rt=kgkzkbkhkaR=0.990.950.90.9510.95300=229Rt支柱实际工作阻力，KNR支柱额定工作阻力，KNkg工作系数kz增阻系数kb不均衡工作系数kh采高系数ka倾角系数4、工作面支护密度为：N=P/Rt= 4502291.97。式中：N 支护密度，根/m2。Rt 支柱实际支撑力，KN根。Rb 支柱额定工作阻力，DW25型取229KN。
